罗平县阿贵联办煤矿1905水平联眼掘进工作面

1、罗平县阿贵联办煤矿1905水平联络眼掘进工作面作业规程工 作 面 名 称：1905水平联络眼掘进工作面编 制 人： 资 文 生技 术 负 责 人 ： 刘 永施 工 班 组: 肖 帮 云编 制 日 期：2013年 月 日执 行 日 期：2013年 月 矿 会 审 意 见会审人员签字矿 长技术副矿长安全副矿长技术科长生产副矿长安全科长机电副矿长会审日期2013年 月 日矿 审 批 意 见作业规程备案表登记编号：Z 2013煤矿名称罗平县阿贵联办煤矿作业规程名称1905水平联络眼掘进工作面驻矿督导员意见 签字： 年 月 日挂矿人员意见签字： 年 月 日煤管所意见 阿岗煤管所（公章） 年 月 日备 注

2、贯 彻 表贯彻时间 年 月 日贯彻地点 贯彻内容：贯彻人：应到人数：实到人数： 被贯彻人员签字：一、存在主要问题：二、处理意见：目 录第一章概况第一节概述第二节编写依据第二章地面位置及地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况第二节地质特征第三节地质构造第四节水文地质第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置第二节矿压观测第三节支护设计第四节支护工艺第四章施工工艺第一节施工方法第二节凿岩方式第三节爆破方式第四节装载与运输第五节管线及轨道敷设第六节设备及工具配备第五章生产系统第一节通风第二节压风第三节瓦斯防治第四节综合防尘第五节防灭火第六节安全监控第七节供电第八节排水第九节运输第十节照明、通信和信

3、号第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织第二节作业循环第三节主要技术经济指标第七章安全技术措施第一节一通三防第二节顶板第三节爆破第四节防治水第五节机电第六节运输第七节其他第八章灾害应急措施及避灾路线作业规程学习和考试记录作业规程补充学习和考试记录作业规程复查记录第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为副井1905水平联络眼掘进巷道。二、掘进目的及用途掘进的目的是形成1905水平掘进回采运煤任务。三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度：400m；工程量共计：400m。服务年限：4年四、预计开、竣工时间经矿有关领导决定：本掘进工作面自2013年 月 日开工，预计201

4、3年 月 日竣工。一、设计说明书及批准时间设计说明书名称为1905m水平延深设计说明书。批准时间为2013年2月份。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为1905m水平延深地质说明书。批准时间为2006年元月20日。三、矿压观测资料岩层的应力不太集中第二章地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置待掘巷道地面相对位于我矿区东边山地，地面标高21541902m。等掘巷道井下位于我矿井田南面，西为副井斜坡，北为1905水平水仓，东部以1900煤层底板等高线为下限，南为待掘巷道。第二节 地质特征一、地层矿区范围内，由老到新出露的地层为上二叠龙潭组（P2l）、长兴组（P2c），下三叠统卡以头组（T1

5、k）、永宁镇组（T1y），其岩性特征叙述如下：（一）上二叠统龙潭组（P2l）根据岩性特征分为二个岩性段：1、龙潭组第一段（P2l1）出露于矿区北、北西部，未见底。从含煤地层底界至K9煤层底板，厚度大于25m。主要岩性为灰色薄中厚层状泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、菱铁岩及煤层和煤线。含煤层58层，局部可采煤层1层。2、龙潭组第二段（P2l2）出露于矿区中部及南西部，从K9煤底板至K7煤层顶板，厚度约35.75m。主要岩性为灰色、浅灰色薄至中厚层状泥质粉砂岩、粉砂岩质泥岩、菱铁岩及煤层、煤线。含煤层35层，可采煤2层。（二）上二叠统长兴组（P2c）出露于矿区中部及南西部，未见顶。从K7煤层顶板至

6、含煤地层顶界。厚度约59.93m。主要岩性为浅灰色薄至中厚层状粉砂岩、粉砂质泥岩、菱铁质泥岩、菱铁岩及煤层、煤线。区内含煤层35层，均为不可采煤层。（三）下三叠统卡以头组（T1k）出露于矿区南东部，未见顶，厚度大于15m。主要岩性为灰绿色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、夹紫灰色粉砂质泥岩及细砂岩。（四）下三叠统永宁镇组（T1y）出露于矿区东部，未见顶、底，厚度大于50m。主要岩性为灰色、浅灰色薄至中厚层状灰岩、泥灰岩夹杂色粉砂质泥岩、泥岩薄层。二、构造1、区域构造矿区大地构造位置处于杨子准地台滇东台褶束的东南部。在区域上夹持于弥勒富源大断裂与弥勒师宗大断裂之间，属北北东向的补腊宜那向斜北西翼。2、

7、矿区构造矿区位于轴向北北东的补腊宜那向斜北西翼，为一单斜构造。地层走向总体为北北东，倾向南东东；地层倾角变化在1221之间，一般为19左右。区内构造简单，已发现具一定规模为层一条F1。F1断层：位于矿区西部；走向北北东南南西，倾向南东东，断距大于200m，性质正断层。三、煤层区内上二叠统长兴组（P2c）、龙潭组（P2l）为含煤地层，总厚度大于125m。含煤层约15层，煤层自上而下编号：主要有K1、K4、K7、K9、K10煤层。全区可采煤层有K4、K7、K9、K10四个煤层，为薄厚煤层，倾角18左右，为缓倾斜煤层。（一）可采煤层区内全区可采煤层K4、K7、K9、K10四个煤层，分述如下：K4煤层

8、：灰色、灰黑色、黑色、半亮型，条带状结构，块状构造，断口呈参差状，内生裂隙较发育，粒状或粉末状，玻璃光泽。厚2.0m左右，为中厚煤层。中下部夹一层0.050.50m厚黑色炭质泥岩矸，层位稳定。煤层厚度变化不大，全区可采，属稳定煤层。煤层顶板为泥质粉砂岩，底板为泥岩。K7煤层：距K4煤层底界约15m。灰色、灰黑色、黑色、暗淡半暗型，条带状结构，内生裂隙较生育，半坚硬，沥青光泽，厚1.70m左右，为较稳定至稳定中厚煤层。煤层中部夹一层0.200.50m厚（局部达1.00m）灰色薄层状粉砂岩夹菱铁岩矸。全区可采。煤层顶板为粉砂岩，底板为粉砂质泥岩。K9煤层：距K7煤层底界约30m。灰色、灰黑色、黑色

9、、半暗型；内生裂隙较发育，半坚硬，玻璃光泽。厚1.2m左右，为较稳定至稳定薄煤层。煤层结构单一，全区可采，煤层顶板为粉砂岩，底板为泥岩。K10煤层：距K9煤层底界约25m。灰色、灰黑色、黑色暗淡型，条带状结构，块状构造，半坚硬，玻璃光泽，厚1.33m左右；为中厚至厚煤层。中部夹一层厚0.450.80m炭质泥岩矸，层位稳定。煤层厚度变化较大，全区可采。（二）煤层对比采用综合方法进行煤层对比，依据主要是：1、标志层：即依据煤层本身的厚度、结构、肉眼煤岩类型等。2、依据煤层顶、底板等岩性特征。3、依据煤组组合特征等。标志层B1：K2煤层中有一层棕黄色“隐晶质”高岭石泥岩，质地细腻，层位稳定，厚0.0

10、20.03m，风化后似“云母片”高岭石泥岩（局部地方），不含植物根茎化石，是识别K2煤层的重要标志。标志层B2：K3煤层有一层棕黄色“隐晶质”高岭石泥岩，质地细腻，具油脂光泽，厚0.050.07m，含大量的植物根茎碎片化石，层位稳定，是识别K3煤层的良好标志。标志层B3：K4煤层厚度大于3m，区内唯一的厚煤层；煤层中下部夹一层厚0.040.50m厚炭质泥岩矸。煤层厚度是识别K4煤层良好标志。标志层B4：K9煤层的顶板，K9煤层以上约4m为一套菱铁质粉砂岩与薄层泥质粉砂岩互层，单层厚0.010.02m，俗称“排骨”；层位稳定，是对比K9煤层的良好标志。因此矿区各主要煤层标志层明显，对比较可靠。二

11、、瓦斯涌出量；矿井煤（岩）与（二氧化碳）突出危险性；冲击地压；地温情况1、瓦斯根据该矿井2012年瓦斯等级鉴定结果，矿井相对瓦斯涌出量8.79m3/t，绝对瓦斯涌出量1.20m3/min。根据煤矿安全规程第133条，该矿井为低瓦斯矿井。但是在生产过程中，矿井应严加防范，规范化管理，生产中也予以高度重视。2、矿井煤（岩）与（二氧化碳）突出危险性；矿井未发生过煤（岩）与（二氧化碳）突出现象。3、冲击地压：矿井未发生过冲击地压现象。4、地温：该区属地温正常区。第四节 地 质 构 造本区地层为单斜构造，煤层产状基本稳定，走向北偏东1020，倾向南东7080，倾角1222。第五节 水 文 地 质本区上段

12、开采过，因此涉及积水巷道和老空间问题；但地表无任何河流。对本区巷道掘进有一定的影响。全矿井最大涌水量不超过126m3/d，一般为25 m3/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置自1905水平车场提向南掘进40米，坡度为0度，掘够规定米数后，转向西掘进，掘360米，坡度为20度，掘通2030水平主井斜坡就停止掘进。 一、巷道断面该工程所有巷道均为锚喷支护，断面形状为半圆拱。1、联络眼断面：S毛=6.6,S净6.0.附图：巷道断面图。二、支护方式（一）临时支护采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由15kg/m的两根钢轨制作，长度不小于4m，间距不大于1.2m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形

13、式为倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少小于2根，锚固力小于52Kn。前探梁必须及时跟头，其最大探顶距离为2.0m，前探梁上用2块规格为（长宽高）=1500mm200mm150mm半圆木和木椽杆接顶。附图：临时支护平面图。（二）永久支护该工程所有巷道均为锚喷支护。按悬吊理论计算锚杆参数：1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中L锚杆长度，m；H冒落拱高度，m；L1安全系数，一般取K=2；L2锚杆锚人稳定岩层的深度，一般按0.5m；其中： H=B/2f=3.6/24=0.45式中B巷道开掘宽度，取3.6m；f岩石坚固系数，取4。则L=20.45+0.5

14、+0.1=1.5m2、锚杆间、间距计算，间、排距相等：a=Q/KHr(1.51.8)1/2式中a锚杆间排距，m；Q锚杆设计锚固力，50KN/根；H冒落拱高度，m；r被悬吊砂岩的密度，取25KN/m3；K安全系数，取K=2。a=1.1m。通过以上计算，稳定用直径18mm的圆钢锚杆长2m，锚杆的间、排距为1m。在支护中，当围岩稳定性较好时，采用先锚后喷的方式（锚杆距工作面不得超过2m）；当围岩稳定性较差时；锚杆的间、排距要缩小为600mm，并且要先及时喷射混凝土小于30mm厚的混凝土封闭围岩，然后打锚杆，复喷达到设计厚度。初喷距工作面不得超过10m，复喷距工作面不得超过20m。初喷厚度为5070m

15、m，复喷后厚度不得小于150mm，洒水养护时间不少于28d，台阶、水沟距工作面不得超过30m。（三）锚喷支护质量要求1、巷道净宽、净高允许误差为0+150mm;2、锚杆间、排距1.0m1.0m，允许误差为100mm3、锚杆方垂直于岩层面，最小不小于754、锚杆托板紧贴岩壁，不得松动；5、锚杆外露不超过50mm；6、锚固力不得少于50KN；7、基础深度不得小于100mm；8、表面基本平整，喷射均匀，无裂缝，在1m2范围内凸凹不平不得大于50mm。第三节 支 护 工 艺一、支护材料2、锚杆及锚固剂：锚杆采用直径18mm的金属锚杆，长度为2m。每根锚杆使用2根树脂锚固剂，锚杆的外露长主为3050mm

16、；托板由厚12 mm 、150 mm 150 mm的正方形钢板制成。树脂锚固剂型号为K2335型。2、混凝土：喷射混凝土必须使用纯净的石砂和粒度不大于10mm的石子，按配经为水泥：砂：石子=1：2：2均匀撑拌而成。混凝土标号150号。3、速凝剂型号为185型，掺入量为水泥质量的4%。速凝剂必须在喷浆机上的上口随喷随掺入，不得提前掺入混凝土内。4、对所用的水泥、砂、石子和速凝剂要分类存放在上部车场，水泥和速凝剂的存量分别控制在10t和0.4t左右，不得大量存放，以防长时间存放受潮失效；砂和石子均不少于25t。二、锚杆安装工艺1、找锚杆眼：（1）首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工个找掉危岩，确认安全

17、后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。（2）打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。（3）打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm，风钻钻头直径为32mm。使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。（4）打眼深度为1.95m，锚杆外长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75。打完眼后，要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。2、安装锚杆：（1）装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。（2）安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，看孔深是否符合

18、要求，孔深不够时，应入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20s，停钻，卸下风锚相，等5min后方可卸下联接套。20min后，上好托板，将螺母用气板机拧紧。（3）锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。（4）锚杆的锚固呼不得低于50Kn/根。三、喷射混凝土1、喷射混凝土前的准备工作：（1）检查待巷道内的所有锚杆是否合格，无问题时方可进行喷射工作。（2）清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路要摆放平直不得有意急弯，接头要严必不得漏风。（3）检查喷浆机是否完好、摩擦板是否紧固、有无漏风等，无问题时方可进行喷射工作。（4）检查风、水压是否符合要求

19、，风压应控制在0.10.12Mpa，水压应控制在0。25 Mpa。2、在喷浆前，先检查等喷巷道的规格质量，必须符合设计要求后，方可进喷射混凝土工作。3、混凝土配比为水泥：砂：石子=1：2：2，水泥标号不低于425号，石子粒度为10mm，速凝剂掺量为水泥重量的4%。4、人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。5、为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线喷浆，即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂三好条线，作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。6、喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和其他设备保护好，用木板盖严。7、喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨衣和雨裤。8、

20、喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向，一手握住进水阀门、控制水量大小，严禁枪口对向其他工作人员，喷射时要通过调节水阀门控制合适的水灰比（0.40.5）。9、喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75喷枪与受喷面的距离以1.11.2m为宜。10、喷枪操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹（11.5m）运行，一圈压半圈（圈径200mm）交均匀缓慢移动。11、喷射顺序为先下后上、先墙后拱、换先凸后凹。喷墙时一次喷厚6080mm，喷拱时一次喷面子3040mm，间歇时间1530min。12、加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺入料中。13、喷射混凝土必须洒

21、水养护，要求每班洒水12次，养记时间不少于28d。14、两帮必须挖出不少于100mm深的基础，防止出现“穿裙子”现象。15、对于渗水或漏水地段，宜采用排、堵的方式来解决。用导水管把水集中导出，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔。16、在松散破碎和膨胀性围岩性中进行锚喷作业时，必须注意以下几点：（1）严禁用高压水冲洗围岩，必要时可用压风冲刷。（2）放炮后立即喷混凝土50mm，水泥标号水低于500号。（3）喷完混凝土后到一循环放炮时间间隔不应小于4h。（4）可采用金属网、钢染与喷锚进行联合支护。（5）放炮前，预打超前锚杆，反顶板锚住防止顶板冒落。17、正在喷浆的回弹性，可回收后掺入新料中，但掺量不得

22、超过30%，亦可灌注水沟、台阶等。18、喷射混凝土的回弹率的规定：拱部不大于25%；两帮不大于15%。19、为了减少喷射混凝土的收缩裂缝，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不低于50mm，并保证最少28d的潮湿养护。20、严格执行开停机顺序，开机进必须先给水，后开风，再开机，最后上科；停机时，必须先停料，后停机，再关水，最后停风。第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法1、所有的巷道均采用光爆锚喷支护进行掘进，坚硬岩层周边眼眼距为350400mm，抵抗距为400mm，周边眼距与抵抗距之比为0.851.0。当岩层软软时，周边眼距应控制在300mm，抵抗距为400mm。

23、半眼率不低于60%。第二节 凿 岩 方 式1、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方式进行掘进。2、打眼使用YT-23（7655）凿岩机和MQT-85C2型锚杆机进行打眼；安设锚杆使用MQT-85C2型锚杆机、风锚杆和BK-30型气板机进行。风源来自地面空压机房，JN90-8/16型空压机1台，通过4寸及1寸管路输送到工作面。第三节 爆 破 作 业巷道所在岩层均为砂岩，较坚硬，故采用楔形掏槽。炸药使用矿用乳化炸药炸药，毫秒电雷管起爆。超爆使用MFd-100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联，见表1、表2。附图：炮眼布置图附图：装药结构示意图表一爆破说明表炮 眼序 号炮 眼名 称眼深/m角度装药量/

24、kg泥长度/m联线方 式起爆顺序装药结构水平垂直每孔总量15掏槽眼2.00720.631.2串联正向装房611辅助眼1.80900.452.71.01226辅助眼1.80900.456.751.0合计12.45第四节 装 载 与 运 输一、装岩方式巷道掘进中，两工作面均使用ZYP-17耙斗装岩机装岩。1、耙斗装岩机必须固定牢固，上齐卡轨器、底地锚、腿子、斜撑点柱、护绳栏杆及护身点柱。下山固定耙斗装岩机时，除按上述要求外，还必须用底木梁固定，底木梁直径不小于250mm，柱窝不少于300mm。另外，还需将耙斗装岩机用钢丝绳或链子固定于顶帮的锚杆上。2、导向轮钩挂在固定楔上，固定楔长度为600800

25、mm以上，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。装岩机机身上装岩槽上两侧应当安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，网络间隙不超过200mm。装岩机距工作面最大距离为20m，最小距为6m。二、运输方式施工中采用矿车运输，平巷人工推车，下山采用JDSB-30型刮板机运输。第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。1、风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风和排水管路使用4寸铁管，供水管使用1寸胶管。风筒使用直径400mm的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作

26、面不得超过5m，2、辅助要求：（1）直线段轨距为600mm，偏差不小于2mm、不大于5mm，轨道的中心线与设计值相差不得超过2mm。（2）轨道的辅设要求要严格按腰线铺设，有起伏地段必须要达到该巷竖曲线要求。（3）轨面和轨道接头必须平整，其高低及内侧偏差不应超2mm ,螺栓、螺母和道夹板必须齐全。在直线上两侧钢轨接头应对齐，钢轨接头不得置于枕木上。（4）钢轨接头间隙，在直线部分不应超过5mm，曲线部分不超过8mm。（5）曲线辅轨时，轨枕应与曲线半径一致，两侧钢轨的接头必须错开，其错开长度为钢轨长度的1/31/4。（6）曲线处钢轨加工后，应符合曲线弯度。3、道碴和轨枕要求：（1）道轨铺好后，道心要

27、填平、砸实。（2）轨枕为木枕，规格（长宽高）为1.2m0.2m0.2m，枕木间距为700mm，其偏差不准超过要求的100mm，轨道中心线与道木的中心要一致，道木要垂直轨道中心线。（3）道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母，并且紧固牢实，不得松动。（4）道接头处禁止填煤块、木材等。第六节 设 备 及 工 具 配 备设备及工具配备情况表见表2。表2 设备及工具配备情况表序号设备工具名称型号单位数量备注A组B组1局部通风机JBT-11台1备用1台2装岩机ZYP-17台13矿用气扳机BK-30台14刮板机JDSB-30台35矿车07台46水 泵100D453台2备用1台7风锚机ZMS30台

28、2备用1台8风 镐G10台2备用1台9凿岩机7655台4备用1台10风 泵QJB50X台2备用1台第五章 生 产 系 统第一节 通 风施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在1905m井底车场中。一、掘进工作面风量计算独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选取其中最大值。1、按瓦斯涌出量计算：Q=100qk=10000.091.8=16.2 m3/min式中Q掘进工作面实际需要的风量，m3/min；100单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值；q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3min；此处两个

29、工作面的q为0.09 m3/min；k掘进工作面的瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，此处取1.8。2、按炸药量计算：Q=25A=254.95=124 m3/min式中25每1kg炸药爆炸不低于23 m3的配风量；A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处规定A=4.95kg。3、按人数计算：Q=4n=412=48 m3/min式中4每人每分钟不低于4 m3的配风量；n掘进工作面同时工作最多人数，此处n=12。4、按局部通风机的实际吸风量计算Q=Q局 I=150.1=150 m3/min式中Q局 掘进工作面局部通风机的局部通机台数，本矿均为1台。m3/min，取150 m3/min；I掘进工作面同时

30、通风的局部通风机台数，本矿均为1台。所以，掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值150 m3/min。二、局部通风机、风筒规格选型1、局部通风机吸风量的确定：Qf=Qj/(60c)=124/（6677%）=2.68 =161 m3/min；式中Qf局部通风机吸风量，m3/s；Qj掘进工作面需要风量，m3/s；按炸药量计算为124 m3/min；c风筒有效风量率，%；取c=77%。2、根据局部通风机吸风量161 m3/min，选用JBT-52型局部通风机（11kW）可以达到要求。3、风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为400mm。风筒要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。三、掘进工作面风量验算1、按最

31、低风速验算：岩巷掘进工作面最低风量为：Q岩q岩S=96=54 m3/min式中q按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数，取q=9；S岩掘进断面积，S岩=6。2、按最高风速验算：岩巷掘进工作面最高风量；Q岩240S岩=2406=1440 m3/min式中240换算系数；S岩=断面积，。3、按掘进工作面温度和炸药量验算：炸药量/kg5520温度/6以下162223261616222326需要风量/（m3min-1）405060506080温度为25、炸药量在5kg以下时风量为60 m3/min.4、按有害气体浓度验算：回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%，即Q=P瓦/Q掘1%式中Q掘进工作面需要风量

32、，m3/min；P瓦瓦斯绝对涌出量，m3/min。Q掘P瓦/1%=0.09/.01=9 m3/min掘进工作面需风量150 m3/min满足以上4个条件，所以选用JBT-52型（11kW）风机。四、局部通风机安装地点局部通风机安设在1905水平车场中，此处风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道之间的最低风速。附图：通风系统图。第二节 压 风风源来自地面空压机房，选用JN90-8 /16型空压机1台。自空压机房经副井斜坡分别用4寸铁管和1寸胶管送工作面。工作面风压不小于4 Mpa。压风系统：地面副斜井1905水平车场掘进工作面 第三节 综 合 防 尘防尘水源：来自

33、地面。地面副斜井1905水平车场用2寸铁管和1寸胶管送到工作面，每100米安设一个三通，每个工作面设置1道喷雾。距工作面50米内设置一道常开水幕，掘进工作面的回风口20米范围内设置一道常开水幕。采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁、净化风流等综合防尘措施。第四节 防 灭 火该工作面采用风钻打眼，锚喷支护，爆破喷雾降尘。该煤层无自然发火倾向性和火区，防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。各开关、车场、风机摆放地点均备有沙子，可直接灭火。防火水源来自防尘水管。第五节 安 全 监 控一、便携式CH4报警仪的配备和使用 矿各科室管理人员、班长、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井

34、时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。放炮员每次放炮时进行“一炮三检制”工作，并做好记录；班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围无风筒一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；电钳工对检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时必须停止作业、进行处理。 二、甲烷传感器的配备和使用 主水仓掘进工作面采用镇江中煤技术公司的KJ101型甲烷传感器，通过2030水平泵房监控分站与矿KJ98安全监控系统相连。甲烷传感器距工作面的距离不得大于5m，并且应有放炮防崩措施，具体布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道不得小于200mm，且该处巷道顶板要坚固、无

35、淋水，不得悬挂在风筒出口和风筒漏风处。按照规定，报警浓度设为大于或小于1%CH4，断电浓度设为大于或等于1.2%CH4，复电浓度设为小于0.5%CH4，断电范围为掘进巷道内全部本质安全型电气设备。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲烷传感器、甲烷检测设备，每7天必须使用校准气样调校一次，每7天必须对甲烷超限断电进行测试。安全监控发生故障时，必须及时处理，处理故障区间必须有安全措施。必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便捷式甲烷传检查报警仪或便捷式光学甲烷检测仪进与甲烷传感器进行对照，并记录和检查结果报检测值班员；当两者读数误差大于准许误差时，先于读数叫大者为依据，采取安

36、全技术措施并在8小时内对两种设备调校完毕。第六节 供 电 该工作面掘进施工中，电源来自地面，供电方式为集中供电。第七节 排 水 系 统排水系统;主水仓车场临时水窝2030水平水仓水泵排到地面。附图：排水系统示意图。第八节 运 输 系 统运料系统：空车由副斜井井底车场1905水平运输大巷工作面。运（矸）系统：工作面1905水平车场副斜井地面。附图:运输系统图。第九节 通 信 系 统 工作面均安有电话，能够直接与调度室、井口、井底车场、地面变电所、空压机房、水泵房、地面通风机房和有关科室直接联系。第六章 劳动组织与主要技术经济指标 第一节 劳 动 组 织 采用“三八”制循环作业。循环进度：主、副水

37、仓为2.0米每天。劳 动 组 织 图 表 3工种出勤人员人备注早班中班夜班打眼工222爆破工111装岩司机111绞车司机1兼1兼1兼把钩工111推车工111电钳工111开泵工1兼1兼1兼班长1兼1兼1兼合计888第二节 循 环 作 业1、合理安排各道工系，进行平行交叉作业。2、打乱正规循环的扑救措施。提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；适当调整循环进度，力争在本班内强回，正规循环后再恢复正常循环进度；组织力量突击，适当增加员、设备，确保正规循环；本班内抢回有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。第三节 主 要 技 术 经 济 指 标主要技术指标见表4。表4 技 术 经 济

38、 指 标 表序号项目单位指标备注主水仓副水仓1每循环出勤人数人882循环进尺m223 效率4月循环次数个5月进尺m6循环率7炸药消耗量m138雷管消耗量个 m269坑木消耗量m3m0.410锚杆消耗量根m1011水泥消耗量Tm12砂消耗量Tm13石子消耗量Tm14速凝剂kgm第七章 安 全 技 术 措 施第一节 一通三防一、通风管理1.风筒吊挂平直，做到逢环必挂、缺环必补，风筒不准漏风，距工作面距离不得超过5米，以保证工作面有足够风量。 2、加强通风管理，局部通风机必须有专职人员看管，要保持通风机长开不停，任何人不得擅自停机；若需要停机时，必须经通风人员同意后进行。3、局部通风机要装有风电、瓦

39、斯连锁装置，停风时能切断供风巷道内的一切电源。并要与采煤工作面分开供电。4、由于停电或者其他原因造成局部通风机不能正常运转时，切断电源，撤出人员。在恢复通风前必须检查瓦斯，当局部通风机及开关附近10米风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可继续施工。5、巷道贯通前必须遵守下列规定：（1）、掘进贯通前20米，必须停止一个工作面作业，并且通风部门要做好贯通后的调整通风系统的准备工作。（2）、贯通前20米，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏和警标，并且经常检查该工作面的通风状况，发现瓦斯超限时要立即处理。在掘进工作面每次放炮前，瓦检员必须到停掘的工作面及其附近风流中检查瓦斯浓度，只有在两个工作面及其

40、回风流中的瓦斯浓度都不超过1%时，方可放炮。否则，必须停止掘进，进行处理。（3）、每次放炮前必须派专人在能够通往两个工作面的所有通道口既工作面75米以外站岗警戒。二、防尘管理1、采用湿式打眼，并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。2、装药时必须使用水炮泥，每眼使用12节。3、装岩前必须对破落的岩进行洒水降尘。装岩时，必须打开装岩机漏斗上方的喷雾，进行降尘。4、经常充洗巷道顶帮和管路的粉尘。5、距工作面50米范围内安设一道水幕，在放炮时必须打开，等放完炮、炮烟吹净后方可关闭。6回风流中的水幕必须常开，不得随意关闭。7防尘工要经常检查防尘管路，发现问题要及时处理。三、防火管理1、电气设备或电缆着火

41、时，首先要切断电源，就近使用矸石、砂子或岩粉进行灭火，严禁使用水管灭火。2、因机械摩擦、油脂等引发的火灾，要就近使用砂石或水管用水灭火。3要控制风流，防止火势蔓延。第二节、顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10米内的支护在爆炮前必须检查，无问题时方可作业。2要认真坚持，敲帮问顶制度，及时用长柄工具找掉危岩，特别是打眼前、放炮后。3找顶工作必须遵守下列规定；（1）、找顶工作应由2名以上有经验的老工人但任，1人找顶、1人观察顶板。找顶人员要站在安全地点，观顶人员要站在找顶人员的斜后方，不得影响找顶人员的退路。找顶前要看好退路。（2）、找顶要从支护完整处由外向里先顶后帮依次进行，找顶范围

42、内严禁人员进入。（3）、找顶工作人员应带手套，用长柄工具。注意防止矸石顺矸而下伤人。（4）、顶板遇有大块矸石或大面积离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再由外向里慢慢找下，不得强刨强挖。4、每次放完炮后，工作面工作人员要等炮烟吹净后，由爆破工、瓦检员和班组长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、距爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板情况，然后方可在前探梁支护下进行敲帮问顶工作。5、爆破后，要及时使用前探支护，并用木楔加紧，然后用板梁、木楔着顶，全探梁支护的长度不得小于2米。6、在顶板破碎时，要适当缩小支护距离。7、当巷道开口不能正常使用前探支护时，要用34根直径不小于20mm的优质圆木作为点柱

43、进行临时支护，点柱要均匀布置在空顶区内，支柱上方要带一长度不小于1.2m的木帽，并用楔子加紧；柱根要坐在实底上，并有不少于20mm深的柱窝。8、每次使用前探支架时，必须检查各部件是否完好，有问题时要及时更换。第三节 爆 破1、爆破工作要由经过专门培训学习，并持有合格证的人员担任。爆破工要严格执行本作业规程及其爆破说明书。2、爆破工领取炸药、雷管时，必须对号领取使用，禁止混用。3、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出，抽出单个电雷管后，必须将脚线扭结成短路。4、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：（1）、必须在顶板完好、支架完整、避

44、开电器设备和导电物体爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆破材料箱上装配起爆药卷。起爆药卷的数量以当时当地所需数量为限。（2）、装配起爆药卷，必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。（3）、电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。（4）、电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。5、装药前，首先必须清除炮眼内的粉尘，再用木质和竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞和捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。装药后，必须把电雷管脚线悬空。严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、轨道、管路、电缆、信

45、号线、电器设备等导电体接触。 6、严格执行“一炮三检”（装药前、放炮前、放炮后），加强爆破前瓦斯检查，防止漏检，避免在瓦斯超限的情况下起爆。7、起爆时必须使用矿用防爆型发爆器进行起爆。8、炮眼的深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：（1）、炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破。（2）、在特殊情况下，如卧底、刷帮、挑顶，确需浅眼爆破时，必须符合下列规定：炮泥封满；每孔装药量不超过1卷；爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘并检查瓦斯，浓度超过1.0时不准起爆；检查并加固爆破地点附近支护。（3）、当炮眼深度为0.61.0时，封泥长度不得小于眼深的12。(4)、当炮眼深度为1.0米时，封泥长度不得小于0

46、.5米。(5)、当炮眼深度为2.5米时，封泥长度不得小于1.0米。 9、炮眼封泥要用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性材料作封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。10、装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药、爆破：（1）、掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护不符合规定。（2）、爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1时。（3）、在爆破地点附近20米以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面13以上。（4）、炮眼内发现异状、温度聚高聚低、有显著瓦斯涌出、煤（岩）松散。（5）、掘进工作面风量不足。12、爆破时，要在所有能通往爆破地点直线10

47、0米并有掩体，曲线不得小于75米处站岗。班长要委派责任心强的人员站岗。警戒线处应设置警戒牌、栏杆。巡岗人员要一一察看，各岗位人员到位后，再通知爆破工起爆；爆破后，站岗人员要等巡岗人员通知撤岗时方可撤岗，站岗期间不得擅自离开岗位。13、爆破前，班长必须清点人员，爆破工最后离开爆破地点，由班长下达起爆命令，爆破工以吹口哨为警戒号，每次爆破至少要吹3次哨子，每次间隔510s，无问题方可起爆。14、爆破后，待炮烟吹散后，首先由班长、爆破工到头上检查通内、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残眼等情况，认真敲帮问顶，找掉活煤、活碴。15、煤药、雷管要分箱存放并加锁，严禁乱扔乱放。发爆器的手把、钥匙必须由爆破工

48、随身携带，严禁交给他人。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，并避开机械、电气设备且不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。16、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕；如果当班未能处事完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆时，要遵守下列规定：（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。（2）严禁用敲创、钎子钻或从炮眼内拉雷管脚线。不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用钻眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆炮眼。（3）应在距拒爆炮眼0.3m处打一产行炮眼，爆破崩出即可。（4）爆破后，爆破工要收集残炮，并收集未爆的雷管。（

49、5）在瞎炮处理完毕前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。17、通电以后，拒爆时，爆破工应先将发爆器钥匙取下来，再将爆破母线从发爆器上取下来，扭结成短路，再等15分钟，才能卷线检查拒爆的原因。18、当班的装药炮眼应当班放完。在特殊情况下，如果当班留下尚未放完的炮眼，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交代清楚。19、爆破前，应先加固附近支护，撤出锚杆机、风钻等工具，用溜槽或旧胶带护好开关、电缆、潜水泵等设备，以防崩坏。20、严格执行爆炸材料领退制度。领退要有记录、签字、做到用多少领多少，剩余部分必须交回爆炸材料库。严禁乱扔乱放。21、运送爆破材料要遵守下列规定：（1）爆破材料箱必须使用耐压、抗

50、冲撞、防震、防静电的非金属容器。（2）雷管和炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆破材料装在衣袋内。（3）运送途中不得逗留，应直接运到工作地点。22、巷道预透前20m，每次装药前班长应指定专人到所有能通往预透处的通道站岗。直线距离不得小于100m并有掩体、曲线不得注于75m，且有专人联络。爆破工在接到通知后方可起爆。爆破结束后，站岗人员接到联络人员撤岗命令后方可撤岗。第四节 防 治 水岩层中局部裂隙发育地段可能含有裂隙水，但水量最大不超过2m3/h，一般为10.2m3/h。坚持“有疑必探，先探后掘”原则。第五节机 电 管 理1、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电压、

51、检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时，再用与电源电压相适应的验电笔检查；检验后无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。2、操作井下电气设备应遵守下列规定：（1）非专职人员不得擅自操作电气设备。（2）手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。3、容易碰到的、祼露的带电体及机械外露的转去和传动部分必须加装护罩或遮栏等防护设施。4、电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合

52、格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。5、敷设高压电缆应遵守下列规定：（1）电缆吊挂必须用电缆钩。（2）巷道中悬持的电缆应有适当的驰度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在矿在掉道时不受撞击。在电缆坠落时应不落在轨道或输送机上。（3）电缆钩的悬挂间距不得超过3m。6、电缆不应悬挂在风筒或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。7、电缆的连接应符合下列要求：（1）电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板或线鼻子与电气设备进行接连。（2）不同型电缆之间严禁直接连接，必须经过符合要